综放工作面开采设计.docx

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综放工作面开采设计

3102放顶煤工作面开采设计

第一章工作面概况

一、工作面位置

1.地面情况：

3102工作面地面相对位置为西楼沟回风井井口西南，蹄底梁以南与车道沟以东一带，地表为山梁沟谷，无农田及房屋，煤层埋藏深度197m～275m。

2.四邻关系：

3102工作面东侧为3204机掘巷，北接3401运输下山与3501回风下山巷，西侧为实体煤，南部附近F6断层，上部为2#层采空区。

二、地质构造

1、构造形态：

工作面总体呈南西倾向的单斜构造，地质构造中等偏复杂。

2、走向、倾向、倾角：

本工作面煤岩层走向大致为东西向，倾向南东，倾角1~5°

3、断层及其他：

根据已掘巷道资料，本工作面共发现多条断层，其中对回采有较大影响的有一条正断层。

位于距顺槽巷口310m处走向北55°西倾向北东，倾角80°，落差5m。

三、煤层与煤质

1、煤层

工作面布置在3号煤层中，具体特征如下：

3号煤层位于2号煤层之下0.70～1.76m，平均1.40m，煤层总厚6.27～8.55m，平均7m。

煤层层位稳定，厚度大，全区可采，结构复杂，局部与2号煤层合并，顶底板及夹矸岩性一般为砂质泥岩、高岭质泥岩、粉砂岩等，是本区主要可采煤层之一，属全区稳定的可采煤层。

2、煤质

3号煤层为中灰、低硫煤，挥发分较高，有害元素含量低，焦油产率较高，化学反应性低，低-中高热值煤，灰成分中Al2O3含量较高，为较高～高软化温度灰，根据《中国煤炭分类国家标准（GB5751-86）划分，1.40浮煤的Vdaf%均大于37%，GR.I在35～77，煤层牌号为气煤。

四、区域水文地质

1、主要含水层

1）.奥陶系岩溶裂隙含水层

下统为浅灰、灰色白云岩，泥质白云岩，夹深灰色结晶白云质灰岩，中统为浅灰、灰色厚层-薄层灰岩，总厚240m。

2）.太原组砂岩裂隙含水层

太原组为本区主要含煤地层，含水层主要分布在3、5号煤层之间及8号煤层上部。

2、主要隔水层

本区隔水层主要为石炭系中统本溪组地层，本组地层分布稳定，延续性好，是煤系下伏良好的隔水层。

3、断层水

本区小断层发育，北西向断层为导水断层，断层延伸距离远。

由于在断裂构造部位，构造裂隙相对发育，为奥陶系岩溶水富水部位，因此当掘进推进到断层附近时，必须坚持“有疑必探，先探后掘”的原则，以防止奥灰水通过导水断层突入矿井，造成矿井淹没。

4、水文地质类型

地表黄土覆盖，冲沟切割剧烈，受地形、地貌、水文、气象条件制约，煤系砂岩裂隙含水层富水性极弱，水文地质条件简单。

煤系下伏奥陶系石灰岩含水层，岩溶裂隙发育，是本区主要含水层，富水性中等。

由于奥灰水水头压力大，3号煤层位于奥灰水位之下，奥灰水可能会通过导水断层进入工作面，但3号煤层与下伏奥陶系灰岩间隔水层较厚，产生底鼓、底板突水问题的可能性不大。

综上分析，本区水文地质类型为二类二型，属水文地质条件中等。

预计正常涌水量为45m3/h，最大涌水量为60m3/h。

五、瓦斯、煤尘、煤的自燃性及地温

1、瓦斯

根据山西省煤炭工业局文件晋煤安发[2007]2030号《关于朔州市所属132座矿井2007年瓦斯等级和二氧化碳涌出量鉴定结果的批复》，矿井最大瓦斯涌出量绝对值1.13m³/min，相对瓦斯涌出量1.19m³/t，属低瓦斯矿井。

2、煤尘

根据鉴定报告，3号煤层的煤尘具有爆炸危险性，煤尘爆炸指数39.96%。

3、煤的自燃倾向

根据鉴定报告，3号煤层为易自燃煤层。

自燃等级Ⅰ级

（4）.地温

本区域属地温正常区。

六、储量

310工作面走向长度1070m，倾向长度120m。

确定走向长度应考虑西楼沟风井留够一定的保安煤柱50米，距顺槽巷口留够130米，这样走向长度定为1200－130=1070（米）。

工业储量：

1070×120×7×1.4≈126（万吨）

第二章巷道布置及生产系统

一、巷道布置

工作面总体沿3号煤层底板布置两条巷道。

为工作面两条顺槽。

两顺槽均为矩形断面，两顺槽巷局部顶板为砂岩，根据北京煤科院为我矿该顶板做的物理力学试验，并结合我矿多年的开采经验，顺槽巷顶板为砂岩时不需支护，如顶板遇构造不稳定时，采用锚索和锚杆联合支护；其他巷道段均采用锚索和锚杆联合支护，两帮各打一排护帮锚杆。

3206皮带顺槽：

净宽为4200mm，高为2800mm；

3205回风顺槽：

净高为3600mm和2900mm；

工作面切眼净宽7200mm，采用三排锚索、八排锚杆加两排木点柱混合支护。

两排木点柱，排距3000mm，柱距2000mm，其中一排支在距工作面煤壁2000mm处。

3102工作面两顺槽长度为1200m,工作面走向可采长度1070m，工作面长度为120m。

二、生产系统

1.运输系统:

（1）运煤:

3102工作面→3206皮带巷→3#-5#溜煤眼→5#集中皮带→8#-5#溜煤眼→8#集中皮带→主煤仓→平峒→地面

（2）运料:

平峒→北大巷→8#集中轨道下山→材料暗斜井→3401轨道巷→3205回风顺槽→工作面

2.通风系统:

（1）新鲜风流:

平峒、草沟进风井→北大巷→8#集中轨道下山→材料暗斜井→3401轨道巷→3206运输顺槽→工作面

平峒、草沟进风井→北大巷→8#集中皮带下山→5#集中皮带巷→3401轨道巷→3206运输顺槽→工作面

（2）污浊风流：

工作面→3205回风顺槽→3501回风巷→西楼沟回风井→地面

3.配电系统：

井下中央变电所→工作面

4.供水、供液、排水系统：

（1）管路布置：

回风巷布置两趟2吋管路。

一趟为静压水管，每隔100m出一个三通截门，以供冷却，冲洗巷道及水幕用水；另一趟为排水管，排出巷道低洼处积水和防治工作面透水。

皮带巷设置2吋管路：

一趟供架间喷雾、乳化泵供水、机组冷却及前后溜子电机冷却等用水；另一趟为排水管，用于排除巷道低洼处积水和防止工作面透水。

另外皮带顺槽还设立4吋注氮管道两顺槽巷各布置一趟2吋压风管路。

（2）供水、排水系统：

①洒水：

地面高压净化水塔—→平峒—→北大巷—→轨道下山—→集中轨道巷—→3205、3206巷及工作面各用水点

②排水：

工作面及3205、3206巷→3501回风下山→5#集中运输下山→8#主水仓→西楼沟风井—→地面

5、照明系统：

3205、3206巷每隔30米安装一套防爆灯管；

工作面每隔12米安装一套隔爆支架灯；

转载机头、皮带头各安装一套防爆灯管。

照明系统电源由采区1140V配电点经BBZ-4型信号照明综合保护装置提供。

6、通讯系统：

工作面溜头、顺槽皮带头及皮带下山皮带头、煤仓分别安置一部防爆调度电话。

皮带下山皮带头处安装通讯声光信号器。

7、安全监测系统：

矿井装备了完善的安全监测系统，本工作面监测传感器与矿井安全监测系统联接完好。

依据《煤矿安全规程》要求，工作面及采区主要巷道监测传感器布置如下：

①工作面回风流中（回风巷距机尾10米内）及工作面上隅角安装甲烷传感器一台，瓦斯报警浓度1%，断电浓度1.5%，复电浓度小于1%。

断电范围为工作面内全部非本质安全型电气设备。

②采煤机上安装机载式断电仪一台，当机组附近瓦斯浓度达到1%时，发出报警，达到1.5%时，自动切断采煤机电源。

③在联络风门处均安装风门传感器。

④各台传感器及各台传感器的主机安装质量要符合规定要求。

第三章：

采煤方法

一、采煤方法选择

1、采煤方法

采煤方法采用长壁综采放顶煤一次采全高的采煤方法，顶板采用全部垮落法管理。

根据天地科技股份XXX开采所对3号层顶煤冒放性分析论证及3101综采工作面开采实践，不需采取顶煤弱化措施，顶煤在超前支承压力作用下破碎，可从放煤口顺利放出，直接顶能随采随冒。

2、开采3号煤时回采工作面情况

一采区3号煤层的平均厚度7m，依据3号煤层可采厚度，设计确定一采区3号煤层回采工作面的采煤机割煤高度2.8m，放煤高度为4.2m,采放比1：

1.5，回采工作面长度为120m。

3、工作面采煤、装煤、运煤方式及设备选型

工作面采煤设备：

选用MGTY250/600－1.1D型电牵引双滚筒采煤机，截煤高度1.8m～3.5m，截深0.8m，电机功率600kW。

工作面运煤设备：

前部采煤运输设备和后部放煤运输设备均选用与采煤机配套的SGZ764/250×2型可弯曲刮板输送机，铺设长度150m，运输能力800t/h，电机功率250×2kW。

根据工作面运煤设备的运输能力，回采工作面胶带顺槽运煤设备选用SSJ-1000/2×160型可伸缩胶带输送机，铺设长度1280m，运输能力1000t/h，电机功率2×160kW。

破碎机选用PCM132型锤式破碎机，破碎能力1200t/h，电机功率132kW。

转载机选用SZZ764/160型桥式转载机，输送能力1100t/h，电机功率160kW。

4、工作面液压支架选用ZFG6000/18/31型放顶煤液压支架，支撑高度1.8～3.1m，工作阻力5600kN，支架重量19.2t。

综采放顶煤工作面端头支护配备6架与工作面放顶煤支架相配套的ZFG6000/18/31型过渡放顶煤支架，并配备了DZ40-20/110Q型单体液压支柱120根和相应的Π型钢梁。

5、采煤工作面年推进度

采煤工作面采煤机截深为0.8m，日循环次数为4次，则日循环进度为0.8×2×2=3.2m。

采煤工作面年推进度按下式计算：

年推进度＝日循环进度×年工作日×循环率

采煤工作面年推进度=3.2×330×0.9=950.4（m）

6、采煤工作面生产能力计算

采煤工作面生产能力按下式计算：

Q=n×L×l×M1×γ×K1×K3+n×L×l×M2×γ×K2×K3

式中：

n——工作面数目，1个；

L——年推进度，950m；

l——工作面长度，120m；

M——采高，M1机采平均高度2.8m；M2放顶煤平均高度5.72m；

γ——容重，1.43t/m３；

K1、K2——工作面回采率，K1机采93%，K2放顶煤85%；

K3——工作面正规循环率，95%；

回采工作面生产能力：

Q=1×950×120×2.8×1.43×93%×95%+1×950×120×5.72×1.43×85%×95%=1156251.9（t）≈1156.2（kt）

7、循环产量.

割煤产量：

120×2.8×0.8×1.4×0.95＝358吨

放煤产量:

（120－9）×4.2×0.8×1.4×0.8＝417吨

合计:

358＋417＝775吨

8、日产量

日正规循环次数为4次，则日产量为：

775×4＝3100吨

9、可采期

D＝Q÷T（T/日）

＝113×104/3100＝364（日）

月正常工作日数按30天计算，则可采期:

364÷30＝12（月）

二、采放工艺

3102工作面为综采放顶煤工作面，放煤工艺定为一采一放，即采煤机割煤一刀，放煤一次，循环进度0.8m。

专职放煤工双轮顺序放煤。

三、采高的确定

根据所选支架高度及采煤机采高主要因素综合考虑，确定机采高度为2.8m，放顶煤高度4.2m，采放比1：

1.5。

四、进刀方式

端头斜切进刀，进刀长度为30m,截深0.8m,双向割煤。

五、放煤步距

该面割煤步距为0.8m，每割煤一刀放煤一次，确定放煤步距为0.8m。

第四章：

生产工艺

一、主要机电设备配备（见下表）

14

通讯、信号、照明

BBZ-4

660

2

台

二、生产工艺

工艺顺序：

采煤机从机尾（头）自开缺口斜切进刀→调上、下滚筒位置→返回割三角煤→调上、下滚筒位置→向机头（尾）全长割煤→移支架支护→推移工作溜→放顶煤→移后溜。

1、进刀方式：

机组自开缺口斜切进刀。

（见附图）

A、采煤机向机头（机尾）割煤时。

（见附图A）

B、移前部刮板输送机工序距进风巷（回风巷）15m处停止移前部刮板输送机。

（见附图B）

C、采煤机割透机头（机尾），调换上、下滚筒位置返回，通过工作弯曲段滚筒切入煤体。

（见附图C）

D、然后将剩余前部刮板输送机推移到煤帮，并完成拉机头（机尾）工作。

（见附图D）

E、采煤机再次调换上、下滚筒位置，向机头（机尾）割三角煤，完成斜切进刀。

（见附图E）

F、割透机头（机尾）煤壁后，调换上、下滚筒位置向机尾（机头），正常割煤，推移前部刮板输送机机头（机尾），进刀结束。

（见附图F）

2、落煤方式：

该工作面使用MGTY250-600/1.1D型双滚筒采煤机双向割煤，滚筒截深0.8m,往返一次进两刀.采煤机司机应随时调整滚筒,保证采高2.8m,且不割底,不留伞檐.

3、装煤方式：

采煤机在割煤时将大部分煤装入前部刮板输送机，剩余煤在推移前部刮板输送机过程中，前部刮板输送机上铲煤板将煤装入前部刮板输送机。

4、运煤方式：

工作面煤装入前部刮输送机，顶煤放入后部刮板输送机，输送到转载机，进入采区皮带，至采区煤仓。

5、移架支护：

正常情况下，采煤机后滚筒割煤后，滞后3—5架开始移架，顶板破碎时，前滚筒割过2—3架时提前过架同时伸出支架前探梁。

6、顶前部刮板输送机：

滞后拉架10m左右开始顶前部刮板输送机，前部刮板输送机弯曲长度不低于15m，顶前部刮板输送机时分三次顶至煤壁，杜绝一次顶到位，严禁把溜子顶成急弯。

7、清理浮煤：

机组割过后，要将前部刮板输送机至支架之间的浮煤攉入前部刮板输送机内，清理干净为下次拉架作好准备。

放过顶煤后，架间的浮煤也要清理干净。

8、移后部刮板输送机：

移架后开始放顶煤，顶煤放净后，由放顶煤工负责移后部刮板输送机,一次收后部刮板输送机长度不得少于15架。

9、放顶煤：

（1）初次放顶煤：

工作面支架后尾梁走脱切割巷后，开始放顶煤。

（2）正常放顶煤：

采用采煤机割一刀底煤，放一次顶煤，即采用“一采一放追机放顶煤”作业方式。

（3）末采放煤：

工作面回采距停采线15m左右，停止放顶煤。

（4）正常放煤顺序：

采用分段多轮循环追机放顶煤方法进行。

机头、机尾各三架过渡架不能循环放顶煤。

严禁放大块矸石，当大块矸石卡在后部刮板输送机内时，要闭锁后部刮板输送机，将矸石处理后方可恢复放煤。

要求放不尽顶煤不得割煤拉架（特殊情况经请示矿调度值班长、领导例外）。

10、移前部刮板输送机机头、机尾：

采煤机割透端头煤壁后，退出机头（尾）25—30m，待拉完架，清理完机头（尾）和过渡槽的煤矸，支设好单体柱之后，用支架千斤顶前部刮板输送机拉过机头（尾）.

11、放煤要求：

（1）采用采放平行作业、一采一放双轮顺序放煤方式：

初次放煤在工作面推进8m后进行，停采线前15m停止放煤。

机头三架机尾三架不放煤。

由两名专职放煤工滞后移架2—3架开始放煤，第一轮放出顶煤的1/3，第二轮放到见矸关门，两轮放煤间距不得少于10架，由于工作面较长，放煤工必须根据后溜中的煤量控制放煤速度，工作面同时放煤点不得超过两处，防止压死后溜。

（2）初次放煤在工作面刷帮试采出切眼后进行，不得将老塘冒落的切眼支护材料放入眼中，不得乱动尾梁和插板等放煤操作手把，防止发生意外事故。

（3）放煤工应加强责任心，放煤时注意观察煤流情况，遇到矸石急剧增加时要及时停止放煤，将插板打出，尾梁摆起。

放煤含矸率不得超过灰分要求。

（4）放煤时，若遇大块煤不易放出，可反复伸缩插板，并上下摆动尾梁使顶煤充分冒落、煤块破碎后放出。

（5）放煤时要加强煤质管理，严禁大块矸石混入；另外放煤不能漏架不放，顶煤要放干净，严禁随意丢失顶煤。

加强顶煤的回收，提高回采率。

（6）两个放煤工分段同时作业，移架后即可放顶煤；工作面前后10架支架后尾高度不低于50Cm，其余支架后尾梁高度不低于60cm；放顶煤滞后采煤机不得超过30架，超过30架时要求采煤机停机。

三、机电设备检修方法：

1.机电设备检修标准：

各工种检修机电设备严格按下列标准执行。

（1）《机电设备维修质量标准》

（2）《电气设备维修防爆标准》

（3）《综采工作面机电完好标准》

2.机电设备检修方法：

（1）检修方式按“四检制”执行。

（2）队值班室及井下设置如下牌板，各班严格按牌板要求执行。

Ⅰ.检修图表及周期；

Ⅱ.检修注油图表及周期；

Ⅲ.设备的包机责任制及包机人花名；

Ⅳ.操作规程；

（3）每天检修班包机人员按图表进行检修及注油，各大工种的包机组长出班后，必须认真填写检修日记及设备的运行日记。

作业形式与劳动组织：

1.作业形式：

采用“四六班”编制（即三个生产班，一个检修班）。

顶压估算:

顶板压力=（4～8）×采高×岩石容重

=8×2.8×2.5

=56（T/㎡）

支护强度=支护密度×工作阻力

=560×1.5×（4.25+0.332+0.8）

=4520（T/㎡）

根据上述计算可知，工作面支架强度大于顶板压力的估算值，故工作面支架满足开采的支护要求。

3.超前支护：

两顺槽巷至煤壁线超前30米加强支护，超前支护均采用DZ315或DZ350型单体液压支柱配铰接钢梁支护。

其中前20米两排布置，柱距1米，后10米单排靠工作面煤壁侧布置，柱距1米与前20米煤壁支柱打成一条直线。

钢梁铺设方向一般情况下顺着顺槽一致的方向，若遇顶板异常，视实际情况确定；如果顶板压力加大，顶板破碎，铰接钢梁需要铰接则必须铰接，一般正常情况下，不必铰接。

（详见支护示意图）

4.端头支护:

两端头采用单体液压支柱加π型钢梁进行端头支护管理，根据输送机机头尺寸及位置，下端头选用3.5m长的π型梁对棚支护,齐梁并进,一梁三柱,其中上帮侧2根柱,下帮侧1根柱.上端头采用3.0m长的π型梁对棚支护,齐梁并进,一梁三柱.棚距为1.0m.

5.支回柱工艺：

（1）支设单体柱时，至少四人配合完成，两人扶铰接钢梁，一人扶单体柱，一人操作液枪。

支柱时，将支柱缓慢升起，且升柱前要将单体柱三用阀嘴全部指向古塘方向。

当钢梁接触到顶板时，由另一人继续操作液枪，其余三人撤到3m以外安全地点，使支柱逐渐达到初撑力。

支柱时，严禁将单体柱快速升起，以防支柱滑倒伤人。

单体柱支起后，必须用防倒绳索将单体柱串好、系牢，防止单体柱自降伤人。

（2）回撤所有单体柱均采用远距离回柱法，具体为：

用专用回柱钩一端插入支柱的三用阀，且在回柱钩的另一端系3m的安全拉绳，人员站在距支柱3m外的安全地点远方操作，将支柱降下，使用2m长的钩取工具将支柱钩至有支护的安全地点后，人工将其抬出。

（3）回撤顺序：

由里向外逐架回撤。

6.安全出口管理:

两安全出口,每班设专人进行清理维护,确保巷道高度不低于1.8m,行人道宽度不小于0.7m。

7.单体柱用量:

两巷超前支护单体柱用量为100根。

工作面回风巷材料场备有DZ3.5单体柱20根,铰接钢梁20根，道木30根,料场必须设在超前支护50m之外,物料要码放整齐。

二、放顶作业：

1.初次放顶及步距放顶：

根据天地科技股份XXX为我矿进行的采煤方法论证和设计，认为我矿3#煤层顶板属于中等稳定的顶板，能随采随冒,且冒落的顶板岩石能及时充填采空区,故不需进行人工强制放顶,如出现顶板不能正常冒落的情况时,另行制定处理措施.

2.初次来压及周期来压预防措施：

（1）由技术科及时下达来压预报，工作面提前搞好来压预防工作。

（2）支架初撑力及泵站压力必须达到规程规定要求。

（3）加强机电设备管理，提高开机率，加速回采推进速度。

（4）伸出支架前伸梁，缩小端面距。

（5）确保超前支护数量及质量。

（6）遇有难回的棚腿时，先要用绞车将棚腿拉至有支护的安全地点，人员方可去抬，防止片帮伤人，且要避免碰倒其它支护，钢丝绳范围两侧严禁人员通过或逗留。

（7）机道内严禁人员进入，若必须进入作业时，必须严格按机道内作业措施执行。

3.工作面如遇特殊地质构造支护措施另编。

第六章：

一通三防

一、通风系统

1、工作面通风方式：

工作面采用“U”型通风。

其通风路线为：

风流：

平峒进风井/草沟进风井——北大巷——8#集中轨道下山——材料暗斜井——3401巷——3206巷——工作面——3205巷——3501巷——西楼沟回风井

风流：

平峒进风井/草沟进风井——北大巷——8#集中皮带下山——5#集中皮带巷——3401巷——3206巷——工作面——3205巷——3501巷——西楼沟回风井（详见工作面通风系统图）

2、工作面风量计算：

工作面的实际需风量根据工作面瓦斯涌出量，并兼顾工作面气温、风速和同时工作人数等工作面环境卫生条件进行计算，并取其最大值。

（1）按瓦斯涌出量计算：

QC=100×qc×kc

QC采煤工作队面所需风量，m3/min

100—工作面场所瓦斯体积浓度不超过1%

qc—工作面瓦斯绝对涌出量，根据2007年度省安监局瓦斯等级鉴定批复文件，工作面相对瓦斯涌出量为2.00m3/t。

本工作面日产3100吨，绝对瓦斯涌出量为2.00×3100÷（24×60）=4.306m3/min.

为安全起见，绝对瓦斯涌出量按4.4m3/min计算。

KC—工作面瓦斯涌出不均衡的风量备用系数，取1.3

则工作所需风量为：

Qc=100×4.4×1.3=572m3/min

（2）按工作面同时最多工作人数计算：

Qc=4×N×K式中Qc—采煤工作面风量，m3/min

N—采煤工作面同时最多工作人数，22人

K—风量备用系数，K=1.45

则工作面所需风量为：

QC=4×22×1.45=127.6m3/min

（3）按工作面气温与风速的关系计算：

风量计算公式：

QC=60×V×S

式中：

V——工作面风速，m/s

S——工作面平均过风断面，平均19.32m2（6.9×2.8）参考其它类似矿井，工作面气温约为20℃，则取V=1.0m/s.

则：

QC=60×1.0×19.32=1159m3/min

根据上述计算结果，取三种计算方法最大值，工作面配风量QC=1200m3/min,根据初步设计为了安全起见,按安全专篇批复风量计算,并考虑一定的富裕量,取QC=1440m3/min.

3、工作面风速验算：

（1）按工作面运输顺槽允许风速验算：

《煤矿安全规程》规定：

运输机巷的风速必须满足0.25m/s≤V运输巷≤6m/s。

本工作面运输顺槽的断面为11.76m2（4.2×2.8），则运输顺槽的风速V运输巷=1440÷（11.76×60）=2.04m/s，满足要求。

（2）按工作面回风顺槽允许风验算：

《煤矿安全规程》规定：

采煤工作面回风巷的风速必须满足，0.25m/s≤V回风巷≤6m/s。

本工作面回风顺槽的断面为10.44m2（3.6×2.9m2）,则回风槽的风速V回风巷=1440÷（10.44×60）=2.3m/s，满足要求。

（3）按工作面允许风速验算：

《煤矿安全规程》规定：

采煤工作面的风速必须满足0.25m/s，≤V工作面≤4m/s。

工作面的平均进风断面为19.32m2（6.9×2.8m2）,则工作面的风速V工作面=1440÷（19.32×60）=1.24m3/s,满足要求。

根据上述验算结果，工作面配风量QC=1440m3/min，符合要求。

二、通风管理措施：

1、工作面通风设施要有专人管理，保证经常处于良好的状态，并能够正常使用。

2、工作面必须配备专职瓦斯检查员，按照要求对瓦斯进行检查，并分地点挂牌，说明检测的结果和时间。

3、各种防尘、防瓦斯设施必须按照要求配备齐全。

4、运输顺槽及回风顺槽的隔爆水棚必须挂牌管理。

5、个人防护必须严格执行有关规定，工作面及回风流中所有工作人员必须佩戴防尘口罩，否则不得作业。

6、及时排除巷道内的污水和杂物，保证通风系统的正常运行。

7、通风科每旬进行一次测风工作，并将结果通知综采队。

8、任何人都不得以任何理由拆除或破坏通风设施。

三、工作面灾害预防：